锚杆支护设计ppt课件.ppt

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1、第六章 巷道锚杆支护,第一节 简介第二节 锚杆支护原理第三节 锚杆支护类型第四节 锚杆支护设计,第三节 锚杆支护设计,一、工程类比法二、理论计算法三、数值模拟法四、锚杆支护设计系统五、锚杆支护设计实例,一、工程类比法,由于锚喷支护作用机理理研究尚不完善，锚喷支护设计理论也不成熟。因此，锚喷设计中通常采用用工程类比法。我国多数锚杆支护设计规范都明确规定，锚杆支护设计算应以工程类比法为主，在必要时量测法及解析法为辅。 工程类比法是建立在已有工程支护设计的成功经验基础之上，在围岩条件、施工条件等各种影响因素基本一致的情况下，根据工程师的经验和判断能力，选定待建工程锚杆支护类型及参数。,锚杆支护参数,

2、1. 锚固力2. 锚杆长度和直径3. 锚杆间距和排距,3. 锚杆的间排距锚杆的间排距要根据顶板条件决定。一般间排距取0.6m、0.7m、0.8m、1.0m。顶板条件良好，少数情况下可采用1.1m和1.2m。按照选定的排距锚杆布置可采用正方形、长方形、五花形等型式，巷帮锚杆可参照顶板锚杆，适当放宽间、排距。,锚杆喷射混凝土支护技术规范,围岩松动圈分类表,煤巷锚杆支护,二、理论计算法,（一）按悬吊作用计算（二）按挤压加固拱理论计算（三）组合梁理论计算,（一） 按悬吊理论确定支护参数,1）锚杆长度锚杆长度的计算公式,L1锚杆外露长度，一般L1=0.10.15。端头锚固型锚杆，L1=垫板厚度+螺母厚度

3、+（0.03-0.05）；全长锚固锚杆，还要加穹形球体厚度。L2 锚杆有效长度。L3 锚杆锚固段长度，一般端锚L3=0.30.4m，由拉拔实验确定；当围岩松软时还要加大。,对于全长锚固锚杆，锚杆的有效长度则为L2+L3。,当直接顶需要悬吊而它们的范围易于划定时，L2应大于或等于它们的厚度。 当巷道围岩存在松动破碎带时，L2应大于巷道松动破碎区高度hi，hi可按下式确定：,有效长度L2的确定方法：,式中，RMR 为CSIR地质力学分级岩体总评分； B 为巷道跨度。,有效长度L2的确定方法：,一般还可按L2=KH进行计算，H为软弱岩层厚度（或冒落拱厚度），m； K为考虑软弱岩层变化的安全系数，一般

4、取1.52。,软弱岩层H的确定是根据地质资料，实测或经验估计，冒落拱高度是按下式估算，即,2）锚杆杆体直径,式中， d为锚杆杆体直径，； Q为锚固力，由拉拔实验确定，KN； t为杆体材料抗拉强度，MPa。,锚杆杆体直径根据杆体承载力与锚固力等强度原则确定，即,3）锚杆间、排距 锚杆的间距，排距计算，通常间、排距相等，取为a，并根据锚杆的锚固力应等于或大于被悬吊岩石的重量的原则确定，即：,式中，岩石重度，KN/m3;K锚杆安全系数，1.52,4）适用悬吊作用使用层状岩、平顶巷道的锚杆支护。,煤柱宽度3m的煤巷锚杆支护（悬吊作用）,煤柱宽度3m的煤巷锚杆支护（悬吊作用）,1巷道两帮破坏深度C的确定

5、2巷道顶板破坏高度b的确定3. 顶板载荷确定4. 巷帮载荷确定5. 顶板锚杆支护参数的设计6. 帮锚杆支护参数的设计,K，应力集中系数， K= KsKaKs，与巷道断面形状有关的应力集中系数，按下页表选取。Ka，受临近工作面采空区的影响系数，有下式确定。,X煤柱实际宽度，对于两侧为实体煤的顺槽，取X为100m。rm老顶单向抗压强度，MPa；h采高，m；hi直接顶厚度，m；cc被巷道切割的煤层单向抗压强度，MPa；,巷道上覆岩层的平均容重，kNm3；H巷道理深，m；煤层倾角，；hc，被巷道切割的煤层厚度，m；l巷道切割煤层（岩层）的最大宽度(图2-3-13）煤层波松比，用实测值，在无实测值情况下

6、，按下页表确定；煤层内摩擦角()，可由下式确定：,2巷道顶板破坏高度b的确定,对于顶板为均质岩层，b值由下式确定a悬臂岩层的半跨距，其计算方法如图2-3-14所示，m；C巷道两帮破坏深度，m；侧压系数，Ky顶板岩石完整性系数，可由下式确定。,对于拱形巷道，b值由下式确定式中h0巷道高度，m。,对于顶板岩层为非均质的情况，应分层计算顶板破坏深度。先用式(2-3-4)计算顶板最下一层的b值，得b1。如果b1小于该岩层的厚度，则破坏范围只出现在该层，即bb1。如果b1值大于该岩层的厚度，说明破坏范围还要深入到上一岩层。这时，应把抛物线拱在两岩层层面处的宽度作新的(a十C)值，井代入到式(2-3-4)

7、，计算第二个岩层的b值，得b2，然后再行判断。此过程反复进行，直到第n个岩层的bn值小于该岩层厚度，则顶板岩层的破坏深度b为,ti岩层厚度，m,3. 顶板载荷集度Qr的确定,顶板载荷集度，KN/m用于倾斜锚杆设计的顶板载荷集度，KN/m,4巷帮载荷的确定,巷道两帮均为煤层时巷帮载荷集度两帮既有煤层又有岩层时的巷帮载荷集度ht巷道切割岩层的总厚度，m。,5顶板锚杆支护参数的设计,当顶板破坏高度b0.2m时，顶板无须支护;当顶板破坏高度，0.2b1.6m时； 当b1.6m时，应采用带倾斜锚杆的支护系统(图2-3-15) 。,当顶板破坏高度，0.2b1.6m时,a锚杆长度lbr锚杆外露长度与锚固段长

8、度之和，一般取 0.40.5m。b锚杆杆体直径：根据设计锚固力选取c锚杆排距,d. 每排锚杆个数将每排锚杆个数N取整数N，然后在计算Dr如果Dr1.2，取Dr1.2；如果Dr1.2，从排距系列重取与之最近的排距。,e. 锚杆支护形式的确定,当Ky 0.751，单体锚杆支护；当Ky 0.60.75)，当b =0.8m，锚杆钢筋梁或桁架。当Ky 0.450.6)，当b =0.8m，锚杆钢筋梁网。当Ky =0.8m，锚杆W钢带网。,当Ky 0.45，必须缩小锚杆间距、排距。锚杆个数Dr和N取相应系列的整数。当Dr0.6m，取Dr0.6m。,当b1.6m时，采用带倾斜锚杆的支护系统,a倾斜锚杆长度lb

9、ibs倾斜锚杆在破坏范围的长度，m。当lbi2m时，取lbi 2m。b钢带排距：Dr钢带排距，m；K1安全系数，取1.21.5；Pri倾斜锚杆拉拔力，kN；倾斜锚杆安装角（与铅垂方向），一般取3045度。,c. 顶板锚杆,锚杆长度lbrh0巷道中高，m。锚杆间距：t岩层组合高度，t 0.35ab1/2r岩层内摩擦角，度。每排锚杆个数,d. 锚杆支护形式的确定,当Ky 0.61，锚杆+W钢带；当Ky 0.450.6)，全长锚固锚杆W钢带网当Ky 0.45，全长锚固锚杆W钢带网，并缩小间距、排距。,当Ky 0.45，必须缩小锚杆间距、排距。锚杆个数Dr和N取相应系列的整数。当Dr0.6m，取Dr0

10、.6m。,6巷帮锚杆支护参数的设计,巷帮破坏宽度C0.3m时，巷帮可不支护。当巷帮破坏宽度，0.3C1.5m时；当巷帮破坏宽度，C 1.5m时。, 当巷帮破坏宽度，0.3C1.5m时,a锚杆长度 lbs = C+b每排锚杆个数Ps帮锚杆拉拔力，kN。,当巷帮破坏宽度，C 1.5m时,采用带倾斜锚杆的支护系统（图2-3-15）。a倾斜锚杆长度lbsi倾斜锚杆安装角（同水平方向夹角），度。Dso倾斜锚杆孔口到顶板的距离，一般取Dso=0.3m， =30。,当巷帮破坏宽度，C 1.5m时,b钢带排距：Dr钢带排距，m；K1安全系数，取1.21.5；Prs倾斜锚杆拉拔力，kN；,当巷帮破坏宽度，C 1

11、.5m时,c. 巷帮中部锚杆： 长度：倾斜锚杆长度。 每排锚杆个数式中，hc被巷道切割的煤层厚度，m。,当巷帮破坏宽度，C 1.5m时,d. 当C 1.3m时，巷帮支护应该加网。,不要求锚杆伸入坚固岩层中。这样锚杆长度和间距之间必须满足某种关系，才能形成一定厚度的挤压加固拱，以支承地压，按照挤压加固拱理论，加固拱厚础与锚杆长度和间距之间的关系可按下式,b加固拱厚度，m；L锚杆的有效长度，m；锚杆在松散体中的控制角，度；a锚杆的间距。,根据上式，如果按常用锚杆18002200和间、排距500800，则加固拱厚度将为12001400，相当于34层料石碹拱的厚度。,（二） 按挤压加固拱理论计算锚杆参

12、数,组合拱作用计算锚杆参数,由锚杆预应力形成的承压拱稳定性，可按照结构力学理论由拱座处岩石的最大抗压强度、岩拱的抗剪能力及岩拱保持其承载拱形状的变形等三个方面校核，并确定锚杆参数； 也可按照固体力学理论由弹塑性解试算锚杆参数。,根据锚杆组合拱作用，巷道围岩内的锚杆将在破裂区内形成一个防止破裂区扩展到承压拱，可以承受破裂区上部岩石的径向荷载。,组合拱作用计算锚杆参数,1. 喷射混凝土的最大支护力2. 金属网的最大支护力3. 锚杆的最大支护力4. 岩石承压拱的最大支护力5. 锚喷总支护力6. 承压拱计算实例,Rabcewicz, 当原岩水平应力分量与垂直应力分量之比小于1时，巷道可能的破坏形式是在

13、两帮形成楔体剪切滑移。如果以圆形断面巷道中心为原点作极坐标系，坐标系的垂直轴为极轴，并将楔形滑体的滑动迹面线用极径的矢端轨迹)K表示，则当极角沿反时针旋转到剪切破坏角时，极径矢端与巷道边界的交点A就是滑动迹线的一个起点，它的另一个起点A可以按照对称性在巷道边界的另一侧找到，图49-6所示。对于半径ri的圆形巷道，两帮楔形滑体的滑移迹线方程式为；,喷层与围岩剪切破坏原理,1. 喷射混凝土的最大支护力,滑移迹线方程,由图49-6的几何关系不难得到楔形滑体在巷道边界出露的宽度b：为了阻止楔形滑体的滑动，混凝土喷层应有足够抗剪强度Tc，如果假定它们在喷射混凝土喷层中是均匀分布的，考虑到滑体平衡条件，可

14、以得到喷射混凝土最大支护力(承载力)：,2. 金属网的最大支护力,按照混凝土喷层抗剪作用分析的同样步骤，以得到金属网的最大支护力,3. 锚杆的最大支护力,对于全长锚固式锚杆，如果考虑抗剪切情况，锚杆应该体供的最大支护力是：0岩石滑移线的最大倾角，根据滑移线方程求，当= ri + t 时，,t-承压拱厚度，m。 需要指出，对于端头锚固式描杆，Tbf应该取拉拔试验得到的锚固力与锚杆杆体抗拉断力中数值较小者。,4. 岩石承压拱的最大支护力,根据对楔形滑体的平衡分析，得到在锚喷加固条件下岩石头承压拱的最大支护力,此时，岩石承载拱滑移迹线长度a近似表达式为,5. 锚喷总支护力,锚喷支护的最大总支外力就是

15、支护系统对巷道围岩施加的径向约束力和支护系统包括围岩承压拱的承载能力，它们都分别用最大支护力表示，可以近似的得到,6. 承压拱计算实例,巷道半径5.33m，埋深122m。原岩应力P0为3.13MPa，侧压系数为1。岩体弹性模量为1.38GPa，泊松比0.2，容重0.02MN/m3, S=0，内摩擦角30度；岩石抗压强度69MPa。锚杆长度3m，直径0.025m，弹模207GPa，Q0.143m/MN，Tbf 0.285MN，Sc Sl1.52m，Uio0.025m。,1）锚杆与岩石的最大支护力（1）承压拱厚度 t2.49 m；（2）滑移迹线最大倾角068.06度（3）锚杆最大支护力Psbmax

16、 0.0701,1）锚杆与岩石的最大支护力,（4）,6. 承压拱计算实例,2）支护系统提供的最大支护力,3）锚杆刚度与变形,6. 承压拱计算实例,4）支护系统受到的围岩压力,5）安全系数,三、数值模拟分析法,1）应用广泛。2）求解过程：建模，求解大规模的方程。影响因素：问题，介质，精度，边界条件和初始条件，参数选取，软件。,3）数值模拟软件：（1）有限元软件：ANSYS, MARC（2）离散元软件：UDEC, 3DEC（3）有限差分软件：FLAC 3D. “大变形”问题,四、系统设计法,系统设计法的6步骤：（一）地质力学评估（围岩应力状态、岩体力学参数）；（二）初始设计（以数值模拟为主，辅以工

17、程类比和理论计算）；（三）稳定性分析；（四）施工；（五）监测（锚杆受力、顶板位移）；（六）信息反馈与修改。,（一）地质力学评估,内容：地应力状态和围岩力学性质1）地应力状况：大小，方向，梯度。测量方法：测量结果：大部分矿区以水平应力为主。应力大小估算：（1）埋深小于500m时，最大及最小水平主应力,（一）地质力学评估,应力大小估算：（2）埋深大于500m时，原岩主应力的影响：巷道轴向与最大主应力的关系。,2）巷道状况调查以及围岩力学参数确定顶底板岩层数目和厚度；岩层节理、裂隙间距；分层厚度；岩层的弹模、泊松比、单轴抗压强度、抗拉强度、粘聚力、内摩擦角煤层厚度、倾角；煤层单轴抗压强度；巷道埋深；

18、地质构造；水文地质；煤柱宽度、几何形状及尺寸。,3）围岩类别的判定。,（二）锚杆支护初始设计,在巷道围岩地质力学评估的基础上，以数值模拟为主，辅以工程类比和理论计算。考虑到的因素：（1）巷道布置方向；（2）煤柱尺寸； （3）钻孔直径； （4）锚固形式； （5）锚杆直径；（6）锚杆强度；（7）锚杆长度； （8）锚固剂型号（树脂卷型号）；（9）锚杆间距0.61.4m；（10）锚杆排距0.61.2m；（11）托盘、钢梁、护网；（12）锚索。,（1）巷道布置方向：范围0-90夹角越小，受力越小，位移越小，巷道越稳定。（2）煤柱尺寸；无煤柱、小煤柱（35m）、中等煤柱、宽煤柱最小，小，大，原岩应力。（3

19、）钻孔直径，43、33、28mm（4）锚固形式；全长锚固端头锚固（5）锚杆直径，16、18、20、22、24mm,（6）锚杆强度；圆钢，螺纹钢，高强锚杆，预应力（7）锚杆长度；1.4、1.6、1.8、2.0、2.2、2.4、2.6m（8）锚固剂型号（树脂卷型号），直径：一般比钻孔直径小2-3mm。长度：按需要锚固的长度确定（9）锚杆间距：0.61.4m：0.6、0.7、0.8、0.9、1.0、1.1、1.2、1.4,（10）锚杆排距：0.61.2m；I：0.8-1.2；II：0.8-1.0；III-V：0.6-1（11）托盘、钢梁、护网（12）锚索，长度小于12m。 顶板破坏深度超过2.4m；

20、 顶板层理、节理发育，且高水平主应力时； 巷道断面较大，巷道宽度大于4m，且高度大于3m。,方案优选原则：巷道围岩变形量小，塑性区小，方案经济便宜。,（三）初始选定方案的巷道稳定性系统校核,两帮稳定性顶板稳定性侯超炯，煤巷锚杆支护P3137,（四）现场施工,工序：主要工序：打锚杆眼、搅拌树脂药卷、上紧螺母；辅助工序：铺网/喷射混凝土、安设钢带或钢梁等待药卷固化等。钻孔锚杆钻机。快速安装钻机上紧螺母。,（五）现场监测,监测内容：（1）巷道表面位移；（2）巷道围岩深部位移；（3）全长锚固锚杆的受力分布；（4）端部锚杆的荷载大小；（5）锚杆锚固区内、外离层值。,（六）信息反馈与修改,根据监测结果及时

21、对初始设计分析；锚杆支护效果好，按初始方案施工；效果不好，修改设计施工监测信息反馈锚杆支护效果好.,第五节 锚杆支护设计实例,一、小松动圈设计实例二、按悬吊作用计算锚杆支护实例三、大松动圈支护设计实例四、锚杆桁架支护设计实例,一、小松动圈设计实例,鸡西矿务局东海煤矿 (一)工程概况东海矿二水平暗斜井，埋深208m，巷道全长912m。该暗斜井断面为半圆拱型，巷道跨度为3.4m，掘进断面9.05m 2。巷道穿过岩石为砂岩、砂页岩和中砂岩，岩石的平均单轴抗压强度为42.41MPa。原设计依据传统工程类比法确定锚喷支护，锚杆为1.6m长的管缝式锚杆，间排距为0.8m0.8m，喷厚为120mm。,一、小

22、松动圈设计实例,(二)支护参数设计在同类巷道(同水平、同岩性)中实测围岩松动圈厚度值Lp3640cm，为小松动圈围岩，依据围岩松动圈巷道支护理论采用单一喷射混凝土支护。喷射混凝土支护厚度设计按上述两种可能破坏方式进行计算，按上述公式进行计算取其大者，其喷射混凝土支护厚度按防让围岩风化确定为100mm。,喷射混凝土厚度计算,采用喷射混凝土支护危石时，喷层厚度太薄会产生图4-14(b)所示的“冲切型”破坏，喷层与岩面问的粘结力太小会出现图4-14(c)所示的“撕开型”破坏。因此，喷层的厚度可按以下方法确定：（一）按“冲切型”破坏验算喷层厚度式中 b喷层厚度，m； G危石重量，一般由工程调查确定，N

23、； S危石与喷射混凝土接触面的周长，m； Rg喷射混凝土的抗剪计算强度，由施工破坏验算喷层，一般可取Rs(4-6)105Pa,喷射混凝土厚度计算,（二）按“撕开型”破坏验算喷层厚度式中 b喷层厚度，m； G危石重量，一般由工程调查确定，N； K0岩体抗拉弹性抗力系数，Pa； E喷射混凝土的弹性模量，Pa； S危石与喷射混凝土接触面的周长，m； Rn设计喷射混凝上的粘结强度、由试验确定，一般可取0.2MPa。 当按照上述公式计算出喷射混凝土的厚度小于50mm时，则为满足防止围岩风化的要求，对于喷射混凝土一般喷厚应大于50mm，考虑到地下工程的特殊性一般采用喷层厚度为80100mm。,一、小松动圈

24、设计实例,(三)支护效果该暗斜井1986年施工，使用期间完好，由于按小松动圈围岩支护，取消了原来的锚杆支护，同时降低了喷层厚度。据统计，仅节约锚杆支护一项，就使巷道成本降低了13，按当时价格计算每米节约191元，支护工作量减少了55，每百米巷道节省了1.9l万元。,二、综放顺槽锚杆支护设计实例,南屯煤矿13104综放工作面位于一采区中上部。煤层厚度46.7m，平均5.46m，赋存稳定；直接顶为浅灰色粉砂岩，厚度35m，泥质胶结；老顶为灰色中砂岩，厚度68m；直接底为灰黑色粉砂岩，厚度2.97.6m；顺槽走向长度1032m。,综放顺槽锚杆支护设计实例,(一)围岩松动圈测试实测3上煤层开采前静态松

25、动圈Lp01.01.1m，采动影响期间的最大松动圈Lpd1.81.9m。根据围岩松动圈分类表，采前的3上号煤层松动圈III类一般围岩，采动影响期间为IV类一般不稳定围岩。根据松动圈支护理论采动巷道支护设计思想，该顺槽以采动影响之前的静态松动圈Lp1.01.1m为依据进行支护设计。,综放顺槽锚杆支护设计实例,(二)锚杆支护参数设计1断面形状 根据南屯煤矿综放工作面回采工艺和设备布置要求，宽度4.2m、高3.6m，净断面11.6m2。 2锚杆类型选择 南屯煤矿13104综放顺槽锚杆支护实践表明，工作面一侧的金属锚杆在工作面回采时可方便地取出，对采煤机回采工艺几乎无影响。在顺槽中使用金属锚杆与竹木锚

26、杆相比，锚固力大民锚固可靠。 因此，13l 04下顺槽锚网支护使用快硬水泥金属锚杆杆体直径16mm，为保证煤层中锚固的可靠性，锚杆锚固长度500mm。,综放顺槽锚杆支护设计实例,(二)锚杆支护参数设计 3锚杆长度、间排距 按新概念的悬吊理论确定锚杆长度： L=Lp0 + 0.5m(锚固长度) + 0.1m(外露长度) = 1.1+0.5+0.1=1.7m 当顶板煤层厚度与按悬吊所能确定的锚杆长度相当时，如巷道上方顶煤厚度1.8-2.2m，此时应根据锚固层压力拱观点确定锚杆支护参数。 间排距：取顶板间距0.7m、两帮间距0.90m；排距0.80m。,综放顺槽锚杆支护设计实例,(二)锚杆支护参数设

27、计 4金属网、钢带 金属网选用10号铁丝编织的经纬网，防止煤块掉落。 钢带类型日前主要有两种类型：一是用钢板制成的板式，二是用钢筋焊成的梯子式。前者强度大，承载能力强，后者重且轻，加工安装较为方便，考虑该巷道围岩稳定性较好，选用钢筋梯子式钢带类型。 锚杆布置如图7-10所示。顶板角部锚杆必须外斜至两帮上方，以防发生切顶破坏。,综放顺槽锚杆支护设计实例,(二) 锚杆支护参数设计5. 矿压观测掘进期间，进行了锚杆锚固力、松动圈、围岩变形及托盘受力观测。观测表明，锚杆锚固可靠，锚固力达到4t以上；实测松动圈数值与预测值相同；掘进期间观测两个月的围岩变形员仅46mm(因测点在掘进2d之后于掘进机后面安

28、设，事实上变形量应较观测数值大)，说明在该围岩条件下“支护围岩”处于稳定状态，满足顺槽在采动之前的使用要求，达到了以Lp0为基准的设计目标。,采动影响期间，超前工作面2030m架设单体液压支柱加强支护，观测到变形增加量20mm小于同等条件下矿用工字钢架棚支护的变形量4050mm。,按悬吊作用时计算（不知松动圈深度时）,直接顶粉砂岩单轴抗压强度为30MPa。,L2=1.1m时，a = 0.98 m,三、大松动圈巷道支护,淮南潘三煤矿大松动圈复合型软岩工程实例(一)工程概况西二采区运输石门，巷道埋深252m，试验巷道岩性为粘土岩、砂质质粘土岩、细砂岩及煤线。其中粘土岩占50，砂质粘土岩占38，细砂

29、岩及煤线占12。粘土岩单轴抗压强度15MPa，岩块浸水213h后用手指轻捏即成碎块；砂质粘土强度17.23MPa，岩块浸水27h用手轻碰崩解成碎块，碎块用手搓捻成泥，遇水膨胀性极明显。,三、大松动圈巷道支护,淮南潘三煤矿大松动圈复合型软岩工程实例(一)工程概况试验段巷道长度为100m，巷道断面21.5m 2，三号交岔点断面为21.545.0m，最大跨度为9.54m。该巷道原设计为普通锚喷支护与U型钢联合支护，锚杆支护参数：直径为16mm，长度为1.6m的快硬水泥锚杆，间排距为0.7m0.7m，喷射混凝土厚度为100mm；拱形25U型钢可缩金属支架设计为2架m，支护成本较高。,（二）试验巷道支护

30、参数设计,1. 围岩松动圈的测定 2.41-2.65m，V类围岩。2. 支护参数的确定(1)支护形式与断面形状的选择：以锚杆为主体构件的锚喷网支护形成的组合拱，具方较高的承载能力和很好的可缩性，能及时封闭同岩进行全方位支护，能够满足软岩支护的要求。因此试验巷道采用锚喷网支护方式，又由于软岩松动圈厚度值较大，故决定采用缺圆拱形巷道断面。,（二）试验巷道支护参数设计,2. 支护参数的确定(1)支护形式与断面形状的选择。(2)支护参数的计算：锚杆是支护的主要构件，根据巷道服务年限长，支护对象是V类较软围岩，选用该矿现用的管缝式锚杆。锚秆布置用组合拱理论计算确定，选取间排距为0.5m，组合拱厚度为1.

31、2m，则锚杆长度为1.8m。,锚杆沿巷道全断面封闭布置，以形成封闭组合拱，详见图6-5。喷层与钢筋网只起局部支护作用。喷射混凝土主要用于封闭围岩表层，防止围岩风化与潮解；钢筋网可提高喷层抗弯和抗大变形的能力。根据大松动圈较软围岩地压大、锚喷变形大、围岩应力调整期长的特点，锚喷网支护必须采用二次复喷支护的方法。,二次复喷支护喷层总厚为120mm，共分三次喷射。为了钻凿顶部锚杆孔的施工安全，开巷后立即喷30mm混凝土，然后在初喷面上打锚杆孔、挂网，网距初喷面不大于30mm，安设好锚杆后再喷50mm混凝土完成第一次支护；然后根据监测变形情况确定复喷时间后再复喷40mm，达到设计的永久支护喷厚120m

32、m。,钢筋选用直径6.0mm圆钢，点焊成1625mm1125mm的网片，网格为125mm125mm。(3)支护能力估算：用拉麦公式计算组合拱的支护强度，与29U型钢可缩支护对比，相对安全系数为2.8。经验算组合拱支护能力大大超过29U型钢支架的支护能力。(4)试验巷道断面施工图如图6-5所示。,拉麦公式：式中，Q2为锚固体强度，取14 MPa; R为巷道净断面半径，为2.9 m; b为组合拱厚度，1.2 m 。P=3.50MPat取0.5 m的组合拱承载能力P0.5用下式计算P0.5=2RPt = 31.87 KN与U型钢支架对比的相对安全系数nP为29U型钢全封闭可缩性支架在巷道轴向长度0.

33、5 m的承受能力，为11.26kN。可知，采用锚网喷联合支护结构的承载能力是29U型钢支架承载能力的2.8倍，所以这种支护方式在技术上是可行的。,(5)支护施工的工艺顺序：光面爆破清除浮岩冲洗岩面初喷(20mm) 打锚秆 铺钢筋网安锚杆、压网复喷(50mm)完成第一次支护，埋点进行巷道变形的观测。通过收敛变形观测和松动圈的测试确定，巷道在3个月后变形基本趋于稳定，巷道只局部有喷层裂隙发生，符合预设支护的要求，放在3个月后对局部损坏地点进行第二次复喷到设计厚度。,(三)施工质量监测施工中及施工后多次抽测锚杆的锚固力和喷层强度，采用锚杆拉力计抽测的结果表明锚杆的铺固力均达40kN以上，符合质量要求

34、。采用PQT-1型喷混凝土强度检测仪检测喷混凝土的强度高于C15，施工质量达到设计要求。,(四)收敛变形观测及二次支护时间的确定收敛变形监测均在巷道掘出后两天内安装，并开始观测。变形的测试结果如图6-6。由图6-6可以看出，试验巷逐步趋于稳定，巷道顶板围岩应力调整期约为90d，即二次支护应在90d后进行。图6-6曲线表明底板围岩在180d左右才能稳定下来。底板围岩应力调整期长的原因：一是施工时有水长期浸泡，围岩强度降低，岩石遇水膨胀；二是底板为平底，受力条件较差，因而底鼓变形量较大，变形速度下降迟缓。这说明软岩巷道施工应充分重视对巷道积水的处理，对底板采用管缝式锚杆、必须对锚杆中空实施灌注水泥

35、砂浆。,(五)技术经济效益 试验段巷道原设计采用锚喷加U型钢棚联合支扩，单位工程造价达11048元m，工业件试验采用钳喷网支护，单位工程造价7257元m；降低工程成本3791元m，降低约34.3，节约钢材1.4tm。不仅如此，原支护形式施工巷道平均速度为5060m月，而锚喷网支护平均月成巷速度120m月，成巷速度提高100以上，降低了工人的劳动强度，提高来安全性。,四、锚杆桁架支护设计实例,（一）工程概况（二）桁架支护设计（三）支护效果,一、试验巷道22514运输顺槽地质条件,郭二庄煤矿二坑五采区皮带坡北翼22514高档普采工作面运输巷。工作面走向长550m，倾斜长107m，埋深320m。该工

36、作面位于邑城背斜中部，受挤压作用形成一些隐状正断层。煤层柱状见图2-6-5。煤层厚平均1.4m，倾角14；煤质松软，帮鼓、底鼓较严重。约0.3m厚炭质页岩伪顶，含植物化石较多，松散易碎。直接顶为复合结构，中间夹有煤线，平均厚度1.4m。老顶为中细砂岩，较坚硬，平均厚度约16.4m。直接底为砂质泥岩，厚约2.5m。煤层顶板屑弱含水层。试验巷道围岩稳定性类别见表2-6-6,N直接顶厚度和采高的比值；,巷道围岩类别：III,X护巷煤柱的宽度，m；,H埋深，m；,D顶板完整性系数，以直接顶垮落步距表示，m。,二、锚杆桁架支护设计,巷道断面形状为斜矩形，中高2100mm，宽3000mm，掘进断面6.3m

37、2。锚杆桁架布置见图2-6-6。顶板选用树脂锚固剂金属杆体锚杆，两帮选用竹锚杆。,二、锚杆桁架支护设计,1桁架跨度当巷道宽度一定时，锚杆桁架的跨度(指两个倾斜锚杆下端之间的距离)越小，对跨度范围内顶板岩层支护的效果越好。但减小跨度意味着要加大倾斜锚杆的长度，从而增加打孔的难度；另外，桁架跨度范围以外的顶板面积增加到一定程度时，这部分面积的稳定性受到影响。,二、锚杆桁架支护设计,式中 B巷道宽度，mm； S锚杆桁架跨度，mm； K顶板稳定系数，一般K1020，这里取K10。 计算的桁架跨度：S2400mm。,合理跨度可由下式确定,二、锚杆桁架支护设计,2倾斜锚杆的长度和倾角L = l1+l2+l

38、3L倾斜锚杆长度，mm；l1锚杆外贸长度，一般取l160mml2锚杆有效长度，mm；l3锚固段长度，一般取l3300mm。根据经验：l2在水平方向的投影X应该伸入到煤体内500-700mm以上才能得到两帮煤体的有效支撑；垂直顶板方向Y应当伸入顶板内800-1000mm以上。,下帮,上帮,=42 L21211mm,=54L21531mm,总长度L = 60+1531+300=1891，取1900mm。,煤层倾角,二、锚杆桁架支护设计,3辅助锚杆与间距长度1.9m。每排2根。间距900mm。对称布置在中线两侧。,二、锚杆桁架支护设计,4桁架排距根据工程类比，取d=600mm。校核：满足要求。,二、

39、锚杆桁架支护设计,5锚杆杆体直径按照锚杆桁架承担冒落拱内所有岩层自重计算。自重荷载为：1岩层垮落角，60-85；h-冒高，m。当直接顶厚度小于计算冒落高度时，h取直接顶厚度；反之取计算冒落带高度。h= B/2tan1q = 51.6kN,=16mm,倾斜锚杆的破断荷载应该满足,杆体为Q235钢，抗拉强度为380MPa，强度储备系数n为1.5。,倾斜锚杆的破断荷载 qb 34.9kN,二、锚杆桁架支护设计,6拉杆直径整体框式拉杆直径应保证其拉力在抵消倾斜锚杆的水平分力之后，仍能对顶板产生有效的挤压作用。按设计挤压力60kN，强度折算系数k0.7考虑，则整体框式拉杆直径应,1=15.97mm，取1

40、6mm。,1拉杆单股直径，mm；b拉杆破断强度，380MPa；qb倾斜锚杆破断载荷，70kN。,二、锚杆桁架支护设计,7两帮支护两帮锚杆杆的作用主要是控制因剪切滑移而造成的两帮煤体松动与挤出。因此，帮锚杆必须穿过潜在剪切松塌区，其锚杆长度应满足,L帮=1826mm，取1900mm。,l1外露长度，mm； h1上帮高度，mm；2内摩擦角，度；l3锚固段长度，mm。qb倾斜锚杆破断载荷，70kN。,（三）锚杆桁架支护效果,（三）锚杆桁架支护效果, 在郭二庄矿围岩稳定性属于III类的22514运输巷试验的锚杆衍架支护是成功的，证明了这种支护形式在该条件下是可行的，取得了很好的支护效果。 试验表明，同矿用工字钢支架相比： 支护材料运输量减少了85； 支护费用降低了38； 巷道基本不用维修，保证了安全生产。,